冲击地压防治技术措施

冲击地压防治技术措施

煤矿冲击地压防治措施的主要原则是及时查明冲击危险煤层，及时采取综合防治措施。它包括区域性防范措施和局部性解危措施。前者旨在消除产生冲击地压的条件，具有时空上的长期性和区域性。后者旨在对已形成冲击危险的区段进行解危处理和安全防护，属于暂时的局部性措施。优先考虑使用区域性防范措施，但局部性解危措施也必不可少。常用的冲击地压防治措施如图5-1所示。

图5-1常用的冲击地压防治措施

冲击地压防范措施

由于冲击地压问题的复杂性和我国煤矿生产地质条件的复杂性，增加了冲击地压防治工作的困难。为了有效地防范冲击地压危害，应当根据具体条件因地制宜地优先采取防范措施。在大范围内降低应力集中程度，控制弹性能积蓄和释放的外部条件，以及从改变煤岩体本身结构和力学性质入手，消除和减缓其积聚和突然释放弹性能的内部条件。

一、采用合理的开拓布置和开采方式

采用合理的开拓布置和开采方式，对防治冲击地压至关重要。它包括在勘探和矿井设计阶段，就力图尽早查明冲击危险煤层和区段，可以在设计中就考虑和规定冲击地压防治措施，并在开拓和准备阶段中实现合理的开拓开采方式和顺序，以便完全消除冲击地压危险，或把它减小到最小程度。经验表明，多数矿井的冲击地压是由于开采技术不合理造成的。不正确的开拓开采方式一经形成就难以改变。所以煤炭部颁布的《冲击地压煤层安全开采暂行规定》的总则中明确规定：冲击地压矿井有关的长远规划和年度计划中必须包括防治冲击地压措施;开采冲击地压煤层的新水平，必须以冲击倾向鉴定等资料为基础，编制包括冲击地压防治措施的专门设计;已开采的煤层一经确定为冲击地压煤层，对正在开采的水平，必须在三个月内补充编制专门设计;开采冲击地压煤层必须采取防治冲击地压的生产技术措施和专门措施，在采掘工作前必须编制包括防治冲击地压内容的掘进和回采作业规程和专项防治措施的实施规程。

冲击地压矿井的开采设计原则，开采冲击地压煤层的专门设计内容和规范，掘进和回采工作的专项措施等，必须遵照执行《煤矿安全规程》和《暂行规定》的有关条文规定。

现有的评价和预测冲击危险的手段和方法，对尽早的查明冲击危险煤层和矿井区域，为在矿井(水平)设计和煤层开拓期间考虑和采取防范措施奠定了基础。

井田的合理开拓是开采设计中的重大问题。开拓和准备巷道应布置在底板岩层中或没有冲击危险的薄煤层中。当岩体中存在远大于重力的构造应力情况下，主要开拓或准备巷道的方向最好是与构造应力作用方向一致，以使巷道周边应力分布趋于均匀。在煤层中尽量少布置巷道和把对煤层的切割破坏限制在最低程度，是控制因开采活动造成冲击危险性增加的基本原则之一。对于煤层群的开拓布置应有利于保护层开采。要首先开采无冲击危险或危险性小的煤层，并以此作为保护层，且优先开采上保护层。例如抚顺、辽源等煤矿，虽为厚煤层上行水砂充填法开采，但作为解放层的第一分层的开采都尽量布置在冲击危险性小的煤层中进行。西安矿为了发挥上保护层的作用，改变自下而上的分层开采顺序，首先开采顶板层作为保护层，采完顶板层后再反过来自下而上的开采其它各分层，甚至改用下行金属网分层假顶全部垮落法开采。

井田划分必须保证合理的开采顺序，最大限度地避免形成煤柱等应力集中区。因为煤柱承受的压力很高，特别是岛形或半岛形煤柱，要承受几个方向的叠加应力，最易产生冲击地压。上层遗留的煤柱还会向下传递集中压力，影响深度可达百米以上，导致下部煤层开采时也易发生冲击地压。统计资料表明，陶庄矿在回收煤柱时发生的冲击地区占全矿冲击次数的29.8%;唐山矿、城子矿约占一半;龙凤矿实际资料抽样分析表明，两侧为采空区的工作面在回采过程中，冲击地区发生次数显著增多。在开采方向和回采顺序上，采区或盘区的工作面应朝一个方向推进，避免相向或背向开采，杜绝应力叠加。因为相向采煤时上山煤柱逐渐

减小，支承压力逐渐增大，很容易引起冲击地压。在地质构造等特殊部位，应采取能够避免或减缓应力集中和叠加的开采程序。在向斜和背斜构造区，应从轴部开始开采;在构造盆地应从盆底开始开采，开采程序是由下至上;在有断层和采空区的条件下，应从断层或采空区开始开采。龙凤矿的统计资料表明，采掘工作面接近断层或向斜轴部附近时，冲击地压频度增加，强度加大。

开采有冲击危险的煤层，不仅开拓或准备巷道应布置在底板岩层或无冲击危险煤层中，而且回采巷道也应尽可能避开支承压力峰值范围，采用宽巷掘进，少用或不用双巷或多巷同时平行掘进。对于水采区的回采枪眼应躲开高应力集中区，选在采空区附近的压力降低区(塑性区)为好。例如唐山矿十一水平5287(北)区发生的32次冲击地压，有12次发生在回采前的巷道维修过程中，3次发生在高应力区新掘巷道时，7次发生在受采动影响的巷道。砚石台矿冲击地压大多数发生在支承压力影响区的掘进头，其中双巷平行掘进时发生的次数最多，占46.2%。城子矿1971年回收八层-250水平西巷护巷煤柱时按常规布置方法，造成严重的冲击地压伤亡事故，被迫停采封闭。时隔近20年后再行回收时，采用底板集中大巷，分区小石门进入煤层，以及避峰送巷，宽巷掘进等开采方式，仅历时11个月就安全回收该煤柱，取得了可喜的经济效益和社会效益。

分析研究表明，不同的采煤方法，矿山压力的大小、分布也不相同。房柱式、刀柱式等柱式采煤法由于掘进的巷道多和在采空区遗留的煤柱多，顶板不能及时充分的冒落，造成支承压力较高。在工作面前方掘进巷道势必受到叠加压力的影响，增加了危险性。水力采煤法虽然系统简单、高效，但回收率低，遗留的煤垛在采空区形成支撑，顶板不能及时、规律地冒落，又要经常在支承压力带开掘水道和枪眼，加之推进速度快、开采强度大，一次暴露顶板面积过大，产生大面积悬顶的危害，所以不能解决冲击地压问题。相对而言，长壁式开采方法有利于减缓冲击地压的危险，但并不能避免冲击地压的发生。倒台阶采煤法由于工作面不成一条直线，在台阶部位形成高应力集中，也易导致冲击地压的发生。砚石台矿在采用走向长壁式采煤法时，没有发生过冲击地压事故，仅出现过煤炮和小型冲击。而改用倒台阶工作面回采时，经常发生冲击地压，且大多数发生在台阶上隅角，约占回采时冲击地压总次数的90%。不仅次数多，而且强度也大，平均每次冲击煤炭130t以上。

长壁式开采法只适合开采煤层块段规整和断层构造少的冲击地压煤层的采区。由于长壁式开采法工作面成一直线，一般只掘上下顺槽和开切眼(遇断层等原因补掘巷道是个别的)，对煤层切割少，而且勿需在工作面前方支承压力带掘巷，同时顶板多能随工作面推进顺序冒落，即使顶板难冒也可采取注水或爆破等预处理措施。因此，采用长壁式开采法相对其它采煤方法，有利于减缓或消除冲击地压发生的条件。但采取长壁式开采法仍有发生冲击地压的可能。其冲击危险点多集中于下述部位：在采空区附近掘进顺槽和开切眼时;在工作面前方支承压力高峰地带，特别是上下顺槽与工作面交汇处的10～40m范围;另外，在回采煤柱

时，断层、褶曲地带或构造应力异常地带也易发生冲击地压。所以在《暂行规定》中，规定在冲击危险区内掘进与回采工作，必须始终在保护带内进行。在煤层应力高度集中时，必须进行解危处理，否则不得进行回采与掘进工作。

图5-2开采保护层卸压带示意图

l—工作面长度;φ3—充分移动角;δ—断裂角β—变形滑移角

1—应力升高区边界线;2—卸压带边界线;3—保护层;

4—被保护层;5—压缩变形区;6—拉伸变形区。

顶板管理应尽量采用全部垮落法。工作面支架要采用具有整体和防护能力的可缩性支架。统计表明，非正规采煤法的采区冲击地压次数多、强度大。我国冲击地压煤层的顶板大多又厚又硬，不易冒落。由于顶板不均衡位移和破断，往往引起支承压力分布的急剧改变和很大的加载速度，以及顶板和煤层接触面上发生很大的剪切应力，而且砂岩等致密岩层顶板都能悬垂很大面积，积聚大量变形能。因此，为了消除或减缓冲击地压发生条件，必须采取有力措施，把顶板悬垂面积尽可能减小，使工作面和工作空间上方老顶具有最小的挠度。采用注水、爆破等方法，使顶板软化或冒落，能够减缓冲击地压。

二、开采保护层

开采保护层是防治冲击地压的一项有效的，带有根本性的区域性防范措施。

由于煤层开采的结果，导致上覆岩层变形、破断和向已采空间移动。根据岩层移动的观测研究，采空区上覆岩层的移动情况见图5-2所示。观测研究表明，采空后上覆岩层虽然破断为岩块，但仍处于整齐排列之中，因而在岩层移动过程中仍能互相制约，形成一系列的力学结构。

图5-3回采工作面上方岩层移动状态

一般情况下，可把岩层的排列情况分为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。紧靠采空区上方岩层剧烈移动和冒落，冒落高度多数情况下不超过采高的4～6倍。冒落带以上为裂隙带，岩层产生大量裂隙并使天然裂隙张开。虽然岩层在采空区已破断，但仍然是排列整齐的岩层。裂隙带以上至地表的岩层，由于采动后裂隙不发育，为弯曲下沉带。如果从采煤工作面开始分析，则采空区上岩层的移动形态如图5-3所示。一般情况下从Ⅰ-Ⅰ线开始移动，但变形量很小，待工作面通过时，Ⅱ-Ⅱ线产生离层和剧烈移动，而到Ⅲ-Ⅲ线后才进入稳定移动区。根据国内外实测，一般情况下，上覆岩层下沉始于工作面前方30～40m，终止于工作面后方100～150m，而剧烈移动在工作面后方10～40m。

图5-4上保护层开采后卸压带示意图

处于采空区下部煤层的变形和应力变化特征，取决于地质条件和开采工艺条件。经历着变形和应力的扩散和衰减过程，受到复杂的加载和卸载作用。升高应力区中遭到压实，而在卸载区中受到松动。其作用半径一般可达几十米到上百米。如果层间距超过上方采空的作用半径，则下部煤层实际上就不受什么影响了。但是上方采空的作用是不固定的，随着上层工作面的推进或时间的延长而周期性变化，可以引起各种不同的变形，在升高应力区和卸载区邻接处可使已有裂隙张开或产生新的裂隙。试验表明，下部煤岩层中支承压力扩展范围，可近似地用ω=55°的角度线圈定，如图5-4所示。在ω角度线以外应力增加相当小，近于γH。而且在一定条件下可以改变下部煤层的聚合状态和层间岩层性质(裂隙度、透气性等)。但是，对下部煤层开采时影响最大的是上层开采过程中遗留的煤柱，影响深度可达50～100m，影响宽度将比煤柱宽度大一倍多。

在《暂行规定》中规定的开采设计原则第一条就是首先开采保护层。所谓开采保护层是指一个煤层(或分层)先采，能使临近煤层得到一定时间的卸载。先采的保护层必须根据煤层赋存条件选择无冲击倾向或弱冲击倾向的煤层。实施时必须保证开采的时间和空间同步。不得在采空区内留煤柱，以使每一个先采煤层的卸载作用能依次地使后采煤层得到最大限度的保护。保护层开采后，在其围岩中产生裂隙，引起围岩向采掘空间移动，使采空区上下方的岩层卸载，形成“卸压带”，以及附近岩层产生破裂。刚开始时岩层破裂移动是很剧烈的，特别是离保护层较近的地方，随着与保护层的距离增大而减弱。采空区垮落的矸石或充填料，随着时间的延长逐渐被压实，同时采空区和围岩中的应力相应地逐渐增加，趋于原岩应力水平。所以保护层的作用是有时间性的，卸压作用和效果随时间的延长而减小。因此开采保护层的间隔时间不能太久。一般卸压有效期为：用全部垮落法开采保护层时为三年;用全部充填法时为二年。此外，保护层上部煤层的老顶已提前折断，使以后开采时老顶的动态显现要缓和得多。对于下部煤层，由于受到保护层开采时的前、后支承压力产生的加载和卸载的交替作用，在很大程度上改变了下部煤层的结构和层间岩石的性质，特别是改变了它们的裂隙度和透气性。也就是说，处于保护层卸压带范围内的被保护层，由于降低了压力，煤岩体中产生大量的裂隙，改变了煤岩结构和属性，释放了潜在的弹性能，消除或减缓了冲击地压危险。

保护层先行开采之后，周围煤岩层向采空区方向移动、变形，其范围可由岩石冒落角和移动角限定。随着层间距加大，岩层移动和变形减弱。由于岩层不断移动变形，在采空区上方形成“压力拱”，使岩层压力转移给采空区之外的岩层承受。在岩层移动直接影响的区域，应力降低，岩体卸载膨胀，在垂直煤层层面方向呈现膨胀变形，在煤岩层内不仅产生大量新裂隙，而且原有裂隙也张开扩大，导致煤岩结构和属性的变化，裂隙度增加，透气性增大，从而消除或减缓了冲击地压和瓦斯突出的危险。

但是，在卸压带范围内，卸载作用随着向上或向下远离保护层而衰减。所以层间距大的煤层虽然处于卸压带范围，但开采时也不能绝对保证不发生冲击地压。只有在卸压带的某些范围内，应力降低到一定程度时，开采工作才会免遭冲击地压的危害。在高度上达到20～30倍采高的范围内的岩层中，由于产生大量裂隙，基本上消除了冲击地压危险。但要注意岩石组成和岩层排列次序，可能对卸压带尺寸和卸压作用有影响，例如存在坚硬厚层岩层就可能会起隔离作用。此外，为了不使卸压带煤层重复加载，必须在空间上和时间上保证合理的开采顺序。相邻煤层的回采工作线不许超出有效卸压带范围，否则将造成更为不利的条件。

图5-5确定卸压带尺寸示意图

1—保护层;2—被保护层

图5-6保护层开采方案

a—开采上保护层;b—开采下保护层;c—开采上、下保护层;

实际上，根据保护层所在位置不同，煤层可以按下行顺序开采，也可以按上行顺序开采，或者是按混合顺序开采。其原则是要选择无冲击危险或冲击危险性最小的煤层，或能保证安全开采的煤层作为保护层。在安排保护层和被保护层中的采掘工作时，首先要确定保护层的卸压范围和卸压程度，卸压带的结构尺寸如图5-5所示。垂直于保护层方向上的最大卸压距离S1和S2，取决于开采深度、采空区处理方式和围岩种类等。在平行于保护层方向上的最大卸压距离取决于采空区的形状、煤层倾角α和卸压角δ1、δ2。上述参数可以根据具体条件计算，或根据各矿井的实际情况确定。一般取S1=50～100m，S2=30～60m。卸压角δ1～δ2取70～80°，充分移动角φ3取60°。

开采保护层的常用方案如图5-6所示。为了有效利用保护层的作用，可以采用开采上保护层、开采下保护层或混合开采形式。煤层群开采时可以采用上行、下行或混合的开采顺序。在层间距合适的情况下，应优先考虑开采下保护层，其基本原则是不能破坏上层煤的开采条件。

三、煤层预注水

煤层预注水是在采掘工作前，对煤层进行长时压力注水。注水一般是在已掘好的回采巷道内或临近的巷道内进行。目的是通过压力水的物理化学作用，改变煤的物理力学性质，降低煤层冲击倾向和应力状态。煤层预注水是一种积极主动的区域性防范措施，不仅能消除或减缓冲击地压威胁，而且可起到消尘、降温，改善劳动条件的作用。煤层预注水的施工应按照《暂行规定》中有关规定进行。

在国外煤层注水很早就已应用，目前该项技术已趋完善。欧美国家已广泛用于降尘、防治冲击地压和瓦斯突出。

在煤岩层的生成过程中，由于各种地质力学和地球化学的作用，在煤岩体内部产生节理、裂隙等许多弱面。压力水进入煤体后沿弱面流动，起到压裂和冲刷作用，以及水对裂隙尖端的楔入作用(水楔作用)，使煤体扩大了原有裂隙，产生了新的裂隙，破坏了煤体的整体性，降低了强度。煤层注水过程一般都是开始阶段泵压持续上升，当上升到一定值后(10～20MPa左右)，突然下降(5～10MPa)，并相对稳定在某个泵压上，这表明煤体被压裂，裂隙开始扩展。泵压最初上升达到的最高值称破裂压力。

(一)煤层注水防治冲击地压的原理

冲击地压的防治实践表明，发生冲击地压的煤岩体，都具有某种产生冲击式破坏的能力——冲击倾向，它是煤岩的固有属性。而煤岩的性质则取决于它本身的结构。如果能够改变煤岩的结构和物化性质，那也就能够改变煤岩的力学性质。试验研究表明，水对煤岩的强度特性、变形特性和冲击倾向特性都有着重要影响。

水对煤岩强度的影响，已在实验室对煤岩进行不同浸水和不同浸泡时间的大量试验研究所证明。煤岩试样浸水随煤岩含水率增加，孔隙率和泊松比增大，但其强度和弹性模量降低，并在一定时间内，随浸水时间的延长而加剧。对抚顺龙凤矿本层煤(烟煤)三、四、五、六分层煤层及其顶底板岩石，采用自然浸泡水的方法进行了试验研究，测定出不同浸泡时间直至水饱和时，煤岩试样的物理力学性质，得到如下规律。

煤岩的含水率随浸水时间的增加而增加，浸水15天以后即达到饱和含水量4%～5%，由于组成岩石的矿物颗粒之间联结力减弱和摩擦力降低，煤岩强度发生不同程度降低。同时由于水及某些合阳离子溶液对煤岩表面的化学作用，具有降低岩石破裂表面能的效应，因而降低了煤岩的破裂强度，使煤岩中原有的裂隙扩大，并产生新的裂隙。煤岩的弹性模量与其所含裂隙的数量和长度有关，随裂隙的增多和加长而减小。在三向应力条件下，煤岩体中储存的弹性能W可按

估算(式中σcp为平均应力，E为弹性模量)。虽然注水后E减少，但W与σcp的平方成正比，所以从总体上来讲，注水后煤岩体中所储存的弹性能大为减少。利用弹塑性有限元法计算比较煤体注水前后储存弹性能的情况，得出注水后煤体中储存的弹性能仅为注水前的44.7%。

对北京局门头沟矿二槽煤层煤样浸水试验结果也表明，尽管二槽煤层为无烟煤，煤质远比龙凤矿烟煤坚硬的多，但煤的抗压强度随含水率和浸水时间的增加而显著降低。自然浸水两周后强度降低率为19.7%，浸水四周后降低率为31%。煤样自然浸水时间与强度的关系见表5-1。

表5-1煤样自然浸水时间与抗压强度的关系

含水情况 参数 自然含水 状态 自然浸水状态(周)

2 4 8 10

抗压强度(MPa) 35.9 28.8 24.8 20.2 15.4

强度降低率(%) 19.7 30.9 43.9 57.2

水对煤岩变形特性的影响也被试验所证实。煤炭科学研究总院等单位在实验室进行了大量煤试样的试验研究。图5-7为煤层注水后煤样和未注水煤样的应力σ与纵向应变εl、横向应变εd和体积应变εv的关系曲线。图5-8为煤的自然样和浸水样的应力—应变曲线的对比情况。可以看出，注水前后煤样变形有显著差异。

图5-7煤自然样和注水样试验结果

1—注水样σ-εl关系;2—自然样σ-εl关系;

3—注水样σ-εv关系;4—自然样σ-εl关系;

5—注水样σ-εd关系;6—自然样σ-εl关系;

图5-8煤样应力—应变曲线对比

1—注水前煤样;2—干样;3—注水后煤样

煤样的应力应变曲线大致分为塑—弹型和塑—弹—塑型两类。未注水样的变形曲线多呈塑—弹型，初始阶段是向上凹，然后进入直线段，破坏前没有明显的永久变形，表现为突

图5-9含水率对全应力—应变曲线的影响

1—浸水前试样;2—浸水后试样

然的脆性破坏。塑—弹—塑型曲线具有明显的弯曲部分而呈“S”型。注水区的煤样变形曲线呈现较大的压缩性能，比在同样载荷下未注水区的煤样变形明显“塑化”，变形量增大，变形曲线呈压缩的“S”型，且多为剪切破坏，试样破坏时声响小，无碎块抛射。注水后煤样的应力应变全曲线与未注水样相比也发生了相应变化，如图5-9所示。全程应力—应变曲线明显变缓，而且大多数全曲线的前半程曲线与横坐标所围的面积增大。表明煤的塑性变形变大，塑性增加，脆性减弱。

水对煤的冲击倾向有着显著的降低作用。国内外试验结果都证明，注水煤样或是浸水煤样的冲击倾向都比未注水的煤样低。现场实测也证明了这点。对抚顺龙凤矿本层煤三、四、五、六分层煤层的冲击倾向指标，包括弹性能指数WET、冲击能指数KE、弹性变形指数Kε(弹性变形与总变形之比)、刚度指数KcF(全曲线峰值前刚度与峰值后刚度之比)进行了对比试验。

试验结果表明，注水后由于煤的结构发生改变，导致强度下降，变形特性明显“塑化”。煤体积蓄弹性能的能力下降，以塑性变形方式消耗弹性能的能力增加。煤的冲击倾向大为减弱，甚至完全失去冲击能力。

图5-12煤层注水前后钻屑量平均变化情况

a—天池煤矿;b—龙凤煤矿

图5-13注水前后支承压力分布变化

1—注水前;2—注水后

图5-11不同含水状态的莫尔包络线

—风干状态包络线;--------饱水状态包络线

图5-10冲击倾向指标与浸水时间关系

煤炭科学研究总院北京开采所等对门头沟等冲击地压矿井的煤样进行了更为广泛的试验，试验结果进一步证明，水对煤的弱化作用，能使强烈冲击倾向煤层变成无冲击倾向或弱冲击倾向煤层(见图5-10)。试验还表明，饱和水煤样和风干煤样的莫尔破坏包络线也存在明显差异，如图5-11所示。煤的强度降低，摩擦角变小。龙凤矿、天池矿的注水实践也证明，煤层注水后含水量平均增加0.9%～1.5%以上。钻屑量平均下降20%左右，钻进过程中的动力现象消失，钻屑量峰值位置向煤壁深处转移2m以上，如图5-12所示。对龙凤矿煤层注水进行的有限元分析结果如图5-13所示。注水前支承压力峰值为30MPa，峰值点距煤壁7m，注水后支承压力分布曲线大为平缓，压力峰值降至约21MPa，峰值位置距煤壁增至10m左右。天池煤矿的观测表明，注水期间顶板下沉速度明显增加。注水前下沉速度缓慢而均匀，平均为0.167mm/d，而注水期间平均达4.16mm/d，约为注水前的25倍，说明注水降低了煤层硬度，增加了塑性。注水前测定的煤层普氏系数f=2.05，注水后降至1.04，降低40%。根据有限元分析的随工作面推进，沿煤层走向的能量积聚和释放的分布情况说明，未注水煤层能量释放极不均匀，而注水煤层能量释放的空间范围增大，也相对较均匀。

综上所述，煤层压力预注水后，经过水力压裂和长时间的湿润作用，煤体性质发生了变化，不仅从根本上消除或减缓了冲击地压危险，而且起到消尘、降温和改善劳动条件的作用。

(二)煤层注水的工艺参数

图5-14注水孔布置方式

a—沿倾向布置的下行钻孔;b—沿倾向布置的上、下行钻孔;

c—沿走向布置的水平钻孔;d—特厚煤层综合布孔方式

煤层压力预注水是在煤层采掘前，向有冲击倾向的煤体进行压力注水，以减缓或消除其冲击能力的一种防范措施。但是，要达到改变煤体特性(增加塑性)的目的，只有煤体达到饱和水量后才有可能。而煤体湿润程度和水分增加量主要取决于孔隙率和透水性。孔隙率表征煤体蓄水能力，透水性表示水在煤体缝隙中的流动能力，而且受到煤层地质开采条件的影响。例如不同的煤种有不同的裂缝和节理;煤层倾角不同或存在断层就能造成水分的不均匀分布;在工作面前方支承压力带中，煤层孔隙可能闭合，造成煤层透气性和透水性降低等。研究表明，煤层注水效果明显受到回采边界、残留煤柱和支承压力带的影响。试验表明，煤体孔隙率小于4%时难以注水，一般要在5%～6%以上才能顺利注水。水压是通过导水性能好的张性裂缝和裂隙传到煤体内部而发生作用，并使流动通道扩大，含水率增加。因此，为了保证注水效果，应该按照《暂行规定》注水技术规范选择合理的注水工艺参数，正确地进行煤层预注水。一般煤层预注水都是采用长钻孔施工工艺。

1.注水孔布置和参数

注水孔根据具体条件可以沿走向布置，也可以沿倾斜布置，对特厚煤层还可以穿层布置。常用的注水孔布置方式如图5-14所示。但是注水孔必须远离断层带。对于顶底起伏较大的煤层，应采用相对布孔，使孔长减小。孔口应布置在煤层中较坚硬的分层中，以利于封孔和防止漏水。

图5-15长壁工作面上下钻孔注水方式

1—注水管道;2—注水泵;3—工作面;4—钻孔

注水孔直径一般为45～90mm。长度一般为20～100m，一般按待注水煤体尺寸减15m计算，或者按待注水煤体尺寸2/3来确定。对于长度较大的长壁工作面，注水钻孔由工作面上下巷平行于工作面线钻进，注水孔长度取决于工作面斜长，应使相对孔底之间的距离不大于有效注水半径的2倍，如图5-15所示。

注水孔布置位置要考虑煤层倾角，在倾角小于15°的情况下，在工作面上下顺槽皆可布孔。钻孔倾角应考虑钻杆下沉的影响，使成孔倾角与煤层倾角一致，不致穿入顶底板。注水孔间距取决于湿润半径，应根据具体条件确定。一般情况下注水孔湿润半径平均为10m左右，因此孔距20m为宜。实测证明，在注水孔的湿润范围内，煤体湿润程度和水分增加量，以钻孔中心附近为最高，随着远离钻孔而逐渐减少。因此，对透水性差的煤层，注水孔间距要小些，以使注水煤层能得到均匀湿润，保证注水效果。

2.注水量

注水量应根据煤层性质通过试验确定，并以煤层冲击倾向消失为原则，确定合理的含水率增值或总含水率。例如龙凤矿煤层总含水量达4%(增值1.5%)就可基本上消除冲击地任危险。门头沟矿二槽煤层则需达到4.5%(增值1.5%)以上才能减缓或消除冲击地压危险。在试验确定合理的含水率增值后，根据钻孔承担的湿润煤量计算注水量。一般按下式计算：

Q=KTW(5-1)

式中Q——每个注水孔的注水量，t

T——一个注水孔承担的湿润煤量，t

W——合理的含水率增值，%;

K——富余系数或水量不均衡系数。根据调查，注水流失率有时较大，平均为50%左右。K值不少于1.5为宜。

一个注水孔承担的湿润煤量可按下式计算：

T=LSMγ(5-2)

式中L——待注煤体沿钻孔轴向方向的尺寸，m;

S——注水孔间距，m;

M——煤层平均厚度，m;

γ——煤的容重，t/m3。

为了提高注水效果，还可以采取间歇注水，以利于消除裂隙表面的汽泡，提高毛细作用，改善湿润效果。

3.注水压力和流量

注水压力和流量应按实际条件试验确定。试验时可逐级增加注水压力，测定实际的注水流量，作出压力—流量曲线。

一般情况下，煤层的注水流量随注水压力升高而增加，流量与压力成抛物线关系，即：

q=Kp2(5-3)

式中q——每m钻孔的注水流量;

p——注水压力;

k——系数。

对于孔隙率大、透水性好的煤层，注水压力不大即开始进水。而孔隙率小、透水性差的煤层，注水压力必须超过一定值后(临界压力)才开始进水。注水流量随压力升高而增大。注水临界压力值随煤层的条件不同而有一定差异，一般为4～10MPa。而有的煤层孔隙率低，透水性极差，虽然开始进水压力不高，但注水流量并不随压力升高而明显增加。

由此可见，对透水性不同的煤层，应采用不同的注水压力。对透水性好的煤层可以采取低压注水或静压注水。对透水性一般的煤层，注水压力应超过注水临界压力。当注水时间紧迫时，可提高注水压力，以便在短时间内注入更多的水量。对于透水性差的煤层，可相应提高注水压力，但要根据实际情况试验确定。

4.注水时间

浸水试验表明，煤的冲击倾向的降低，不仅与含水率有关，而且与浸泡时间长短有关。煤层注水效果还受到支承压力带的影响。因此煤层注水应尽可能地安排在采掘之前进行。通常注水的超前时间需要10～15天，一般不少于15～20天。

煤层的纯注水时间可以根据所需的注水量和实际的注水流量进行计算：

t=Q/qL×1000(5-4)

式中Q——钻孔需要的注水量，t;

t——纯注水时间，h;

q——每米钻孔的注水流量，一般可取20L/h;

L——注水孔长度，m。

5.注水工艺

煤层注水工艺包括钻孔、封孔和注水等三个工序。钻孔一般用轻型液压钻机。有的矿采用YZ-2S型架式自动推进钻机或YDX40B型和YDX80A型自动推进钻机。也可采用天津、洛阳、抚顺等地生产的2kw岩石电钻。注水泵常用3DS-1.8/200型等煤层注水泵。也可以利用高差进行静压注水或联合注水等形式。具体应根据煤层条件选定。

注水系统一般由水源泵站和管路组成。水泵出口装有压力表和高压阀门。压力水经高压软管和钻孔阀门注入钻孔。高压流量表串联在水泵出口处，也可以使用普通水表统计流量，但要安装在水泵的入口处。一般采用单孔注水，在多孔同时注水时应安装流量分配调节装置。

封孔方式有水泥封孔和封孔器封孔两种方式。封孔质量是保证注水效果的关键之一。封孔长度视煤的硬度、煤层层理和节理、煤的致密程度、注水压力大小等条件而定。一般要求封孔长度至少应超过巷道破碎带宽度。一般情况下破碎带宽度为巷道宽度的1～2倍。考虑到水的渗透，封孔长度至少应在4～6m以上。并随注水压力的提高而相应加大。由于在煤层中钻孔，有时孔壁难以保持光滑，采用封孔器有困难，所以多采用水泥封孔方式。

(三)煤层注水的效果检查和适用条件

煤层注水后应通过煤层含水率测定和矿压观测进行效果检查。一般作法是，在注水前进行取样测定煤层自然含水率，注水后在回采过程中利用钻屑法检测并取样测定含水率，并进行矿压观测。根据测定结果判定注水效果。对注水不充分或注水“盲区”应及时采取补救措施。

为了提高注水效果，可以采取间歇注水法、孔内松动爆破法、添加增湿剂法等措施。

煤层注水是防治冲击地压行之有效的方法，只要条件允许就应该积极采用。因为煤层注水工艺比较简单，所需设备资金和材料较少，比较适合我国现有条件。但是，煤层注水必须在一定的条件下才能进行，主要有：

(1)煤层要具有一定的孔隙率和亲水性。可采取孔内松动爆破的办法提高孔隙率;采取在水中添加增湿剂的方法增加煤的亲水性。

(2)煤层赋存较稳定，能够保证钻孔施工和成孔后的钻孔孔壁稳定。

(3)煤层顶、底板较完整，无断层等较大的漏水通道。必须根据煤层地质条件变化布置钻孔和确定参数。

(4)要有一定的注水超前时间和钻孔作业场地。

冲击地压解危措施

合理的开采顺序，超前开采解放层等防范措施，是防治冲击地压最有效的、长期性的措施。但是，在煤层开采中，生产地质条件极为复杂。往往由于人们对冲击地压发生条件不能完全掌握，造成开拓布置和开采方式不合理，没有预先采取防范措施或防范措施不完善，不可避免地形成局部煤层地段的高应力集中和冲击地压危险。因此，在煤层开采过程中必须对这些地段进行及时处理，以保证安全生产。这种对已形成冲击危险或具有潜在冲击危险地段的处理措施称解危措施。它属于暂时的局部性措施，包括煤层卸压爆破、卸压钻孔和诱发爆破等。

按照冲击地压发生的强度条件和能量条件，工作面附近煤层被顶底板紧紧地夹持着，承受极高的载荷，虽然并未破碎，却积聚大量的变形能。这时煤体和围岩形成的三轴压缩应力与矿山压力处于临界平衡状态。采取的各种卸压解危措施正是为了减缓这种临界状态，把夹持状态下煤层的侧向约束解除掉，使已形成的局部高压力分散转移到较广区域。由于卸压措施造成煤体局部破裂，降低了强度，应力重新分布，从而释放或降低了煤体(岩体)中的弹性能，使工作面前方一定范围内成为安全区。

一、卸压爆破

卸压爆破是对已形成冲击危险的煤体，用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施。实施卸压爆破应采取深孔爆破方法，孔深应达到支承压力峰值区。装药位置越靠近峰值区，炸药威力越大，爆破解除煤层应力的效果越好。

图5-16卸压爆破示意图

图5-17实验室装置和裂隙分布

a—爆破试验装置;b—裂隙分布

卸压爆破能同时局部解除冲击地压发生的强度条件和能量条件。即在有冲击危险的工作面卸压和在近煤壁一定宽度的条带内破坏煤的结构(但不落煤)，使它不能积聚弹性能或达不到威胁安全的程度。这样在工作面前方形成一条卸压保护带，如图5-16所示，隔绝了工作空间与处于煤层深处的高应力区。显然，从防治冲击地压的角度看，用适量的炸药，爆破出尽量宽的保护带为好。根据多年的观测实践证明，如果能保证在工作面前方和巷道两帮始终保持一个宽为5～10m的保护带，就能防止冲击地压的危害。

卸压爆破属于内部爆破，主要物理作用是使煤层产生大量裂隙。试验表明，爆破使炮孔周围形成破碎区和裂隙区，破碎区远小于裂隙区。径向裂隙穿过切向裂隙，说明径向裂隙扩展在前，切向裂隙形成在后，如图5-17所示。爆破后，冲击波首先使煤体破裂，继之爆生气体进一步使煤体破裂，在气体压力作用下，煤体沿径向移动，形成切向拉应力，产生径向拉破裂。随着裂隙的扩展，气体通过裂隙扩散到煤体中，与煤体产生热交换，同时气体的体积增大，而温度和压力下降。当裂隙前端的应力强度因子小于断裂韧性时，裂隙停止扩展。当压力小于临界值时，因原先受压贮存在煤体中的弹性能释放，使煤体向炮孔中心移动，在煤体中产生径向拉伸作用，导致切向破裂。但径向裂隙的扩展远大于切向裂隙。造成煤层性质变化的主要因素是径向裂隙。

图5-18支承压力分布曲线

说明：实线为爆破前，虚线为爆破后。

根据弹塑性理论，把采煤工作面简化为平面应变的力学模型。以龙凤矿为例的计算结果表明，卸压爆破使煤壁前方的支承压力重新分布，应力梯度变小，峰值压力移往煤体深部7m以远，如图5-18所示。屈服区比爆破前增加近一倍，能量密度明显减小。

综上所述，卸压爆破在煤体中产生大量裂隙，使煤体的力学性质发生变化，弹性模量减小，强度降低，弹性能减少，破坏了冲击地压发生的强度条件和能量条件。由于煤体内裂隙的长度和密度增加，按照失稳理论，还具有致稳作用和止裂作用，防止了冲击地压的发生。

图5-19卸载爆破钻孔示意图

弯曲的炮泥卷;2—钻孔(直径50mm);3—带滑动保护罩的侧翼炮泥;4—药卷软管;5一导爆索;6一引爆线;7—20卷直径为30mm的炸药

实施卸压爆破前必须先进行钻屑法检测，确认有冲击危险时才进行卸压爆破，爆破后还要用钻屑法检查卸压效果。如果在实施范围内仍有高应力存在，则应进行第二次爆破，直至解除冲击危险为止。

为了安全生产，通过卸压爆破在工作面前方和巷道两帮形成一个有足够宽度(大于3倍采高)的卸压保护带。所以卸压爆破的深度，对巷道两帮应等于保护带宽度，对采煤工作面应等于保护带宽度加上工作面进度。

爆破孔的孔深取决于卸压深度，一般要求等于或大于整个应力集中区的宽度。由于孔深药量多，为保证殉爆可用导爆索连接加强引爆。为使药卷能装到孔底，可先把药卷装在软管里或用非金属材料绑扎后进行装药，如图5-19所示。爆破孔布置方式应根据具体条件确定。通常用煤电钻打眼，孔径50～55mm，孔间距4～10m，每孔装药量按不超过孔深一半计算，一般为1.5～3.0kg。钻孔不装药部分必须填满水炮泥或粘土炮泥。躲炮距离150m，躲炮时间30～40min以上。

门头沟矿、龙凤矿、唐山矿、天池矿等都成功地使用卸压爆破方法，取得良好的效果。

门头沟矿在二槽煤条件下进行了卸压爆破试验，并逐步推广应用。二槽煤开采时采用刀柱式采煤法。采深420～500m，煤层厚度1.82～3.2m，倾角10～15°，煤层有较大起伏。试验区是冲击地压严重区，采掘过程中曾发生7次2级以上的冲击地压。为了选择确定合理的爆破参数和测定爆破效果，首先进行了有限元分析，在试验过程中进行了相对应力测试、地音监测和钻屑法检测。试验结果表明，在相同的炸药和相同的煤岩性质条件下，不同孔深和孔距、不同爆破工艺其爆破效果是不同的。孔深合适，封孔质量好，则爆破效果也好。爆破孔附近煤体的爆破效果最佳，应力明显降低(约降低20%)。随着离爆破孔距离的增大，爆破作用逐步衰减。一般卸压范围8～16m。钻屑法检测表明，卸压爆破后钻屑量明显降低，应力峰值移向煤体深部，如图5-20所示。

图5-20煤层卸压爆破对煤粉的影响

在门头沟二槽煤层条件下，卸压爆破的参数为：孔径45mm，孔深5~8m，孔距4～8m，装药量每孔1～1.5kg。装药方式为偶合装药，反向爆破，用黄泥封孔，封孔长度不小于1m。

天池煤矿的卸压爆破参数为：孔深4～8m，孔间距3～6m，孔径50～55mm(用φ42mm钻头)，每孔装药量1.0～3.5kg，用瞬发雷管引爆(6m以上深孔装两发雷管)，炮泥封孔。

龙凤矿进行卸压爆破时，用普通煤电钻打眼，用φ42mm钻头，按垂直煤壁方式布孔，钻孔倾向与工作面顶板线一致。孔深4～6m，孔间距3～5m。每孔装药量1～1.4kg，黄泥封孔，填满填实。瞬发雷管起爆，在孔底药卷中加一段煤矿安全型导爆索，每次起爆二孔(也可多孔起爆)。

城子矿的-250水平八层西大巷煤柱，由于采取卸压爆破等措施得当，安全回收全部煤炭，没有发生冲击地压事故。该煤柱在1971年曾回收过，由于冲击地压严重，并造成人员伤亡事故，而被迫停采封闭。时隔近20年后煤柱已是四面采空的孤立煤柱，再行回收存在着冲击地压和培顶的严重威胁，在回收过程中严格执行每循环都进行超前卸压爆破的措施。开切眼掘进时，就开始进行超前卸压爆破，孔数3～4个，孔深4～5m。回采工作面沿倾向方向每5m布置一个卸压爆破孔，孔深为循环进度的3倍。每孔装药量3～5个药卷(0.5～1.0kg)。卸压炮眼与工作面落煤炮眼同时起爆，取得较好效果。

唐山矿在5287(北)工作面中部二西大巷，采用卸压爆破方法防治冲击地压取得成效。使用1.2kw煤电钻和普通麻花钻杆，φ42mm钻头，炮眼沿巷道壁中部走向布孔。每帮布置2～3孔，孔距2～4m，孔深5～8m，钻孔角度斜向工作面，与煤壁夹角呈50～60°，上仰10°。使用矿用安全炸药，平均每米装药量100g～300g。水炮泥封孔，全部封满。为不影响生产，在准备班放炮，一次起爆4～6个孔。用钻屑法检测爆破前后的钻屑参数和统计“板炮”(微冲击)次数以验证卸压爆破的效果。检测表明，卸压爆破后支承压力峰值往煤壁深部转移，应力降低，中型“板炮”次数减少44%～67%，大型“板炮”减少64%，但小型“板炮”次数却增加62%。说明卸压爆破使煤体内微破裂增强，裂隙增多，脆性减弱，塑性增加。反映了原有的集中应力转化为连续的低能量释放，大大减少了弹性能的大量积聚和集中释放。从而减缓或消除了冲击地压及其危害。

陶庄矿开采270下山煤柱交汇区煤柱时，在工作面前方巷道中采用卸压爆破法卸压。该区地质构造简单，工作面长度90～140m，煤层厚度4～6m，倾角5.6～11.5°，顶板为坚硬中粒石英砂岩。煤层属强烈冲击倾向(WET=7.02)煤层，沿工作面前方10～50m内的各巷道交替连续进行卸压爆破，并用钻屑法检验爆破效果，检测曲线见图5-21。检验结果表明，在开采交汇区期间，前方巷道没有发生冲击地压。卸压爆破参数为孔深6～8m，孔间距5～10m，装药量每孔3～4kg，使用φ45mm钻头打眼，瞬发雷管起爆，2～3孔为一组，由掘进头10～15m开始，依次向外施工。

图5-21卸压爆破效果检验曲线

波兰在上西里西亚煤田各矿也广泛采用卸压爆破方法松动煤体，以减少冲击地压危险性。根据多年的经验，几米宽的安全带对减缓和消除冲击地压对工作面的威胁是足够的。该安全带宽度的形成所需的炸药量应根据不同条件试验确定。按A.克拉维茨建议，炸药量：单孔中为3kg;炮眼长度：全部垮落长壁工作面为6m，水砂充填长壁工作面，按顶板暴露长度选取。顶板暴露4m以下，最有利的炮眼长度为6m，5m以下为7m，6m以下为7m，7m以下为8m，8m以下为9m。

相邻炮眼的间距为2.5～3m，炮眼布置在工作面高度的一半处，炮眼方向应垂直于煤壁

线并平行于层理。炮眼的炮泥必须填满填实。在使用导爆索引爆时，应采用电动瞬时起爆器。

卸压爆破的优越之处在于：一是简便易行，尤其对于炮采工作面，卸压爆破可以作为采掘的一道工序，而且爆破时人员远离危险地点，比较安全。与其它解危措施相比，工时消耗也较低。二是卸压爆破效果可以用钻屑法等方法检查，装药量也可适当控制，因此也比较可靠。其不足之处是卸载范围不易掌握，卸载效果不能持久，爆破技术尚需改进。目前世界上几乎所有煤矿有冲击地压的国家，都把卸压爆破作为冲击地压的主要解危措施。

图5-22在煤层中钻孔的卸压作用

二、钻孔卸压

钻孔卸压是利用钻孔方法消除或减缓冲击地压危险的解危措施。此法基于施工钻屑法钻孔时产生的钻孔冲击现象。钻进愈接近高应力带，由于煤体积聚能量愈多，钻孔冲击频度越高，强度也越大。尽管钻孔直径不大，但钻孔冲击时煤粉量显著增多。因此每一个钻孔周围形成一定的破碎区，当这些破碎区互相接近后，便能使煤层破裂卸压。煤层支承压力峰值部位钻孔的破裂和卸压作用如图5-22所示。钻孔卸压的实质是利用高应力条件下，煤层中积聚的弹性能来破坏钻孔周围的煤体，使煤层卸压、释放能量，消除冲击危险。

向煤体钻孔时，排出的煤粉量由两部分组成，一部分是钻孔过程中与孔径相同的圆柱煤体破碎而成的煤粉;另一部分是成孔后孔周围应力重新分布，孔内壁发生收缩变形，在钻进过程中形成的煤粉。前者与钻头直径有关，后者与煤的力学性质和孔周围应力状态有关。采用通常的假设，视其为均质、各向同性、具有圆孔的无限大平面应变弹塑性问题，采用库仑一摩尔准则为钻孔后出现非弹性变形的屈服条件，把载荷视为静水压力状态的轴对称问题并考虑出现非弹性区后煤的应变软化性质和扩容，建立煤体应力和钻屑量之间的关系。煤的本构关系如图5-23所示，钻孔周围弹塑性分析如第四章图4-4所示。

根据公式4-4～4-10的分析，钻屑量G与其正常值Gc=γπa2的比值为：

图5-23煤的本构关系

(5-5)

图5-24卸压钻孔布置方式

a—巷道内布置方式;b—采煤工作面布置方式

1—钻孔;2—巷道;3—工作面

以上公式中参数的选择很重要。例如钻孔半径a，由于钻孔时出现非弹性变形区，煤体强度降低，在应力作用下孔壁破裂塌落，孔径扩大，非弹性区也随之扩大。非弹性变形增加，又可能产生新的塌落，孔径继续扩大。但另一方面由于非弹性变形区扩大，最大主应力降低，最小主应力增加，使钻孔稳定性增加，孔壁停止塌落，最终达到平衡。所以式中孔径a不是钻头的半径，而是实际成孔的半径。理论和实践证明，成孔后的孔径随煤体应力的增加而增大。在特殊情况下，可能出现孔壁塌落失稳现象，钻屑量呈数十倍增加。而式中的塑性性质系数m理应根据实验室测得的σ—ε全程曲线拟合求取，但很难办到。但可以利用专门围压装置进行试验求取(参见钻屑法部分)，一般m值变动在0.2～0.4之间。

钻孔卸压作为防治冲击地压的积极措施，正逐渐得到普遍应用。卸压钻孔的布置方式如图5-24所示。钻孔直径76～500mm。在前苏联和联邦德国等国家，采用了能打直径250～300mm钻孔的遥控钻机，钻孔卸压得到广泛应用。经验表明，在多数情况下煤层钻孔是防治冲击地压的有效方法。

钻孔卸压在德国等国家被认为是最为实用有效的方法。作为安全措施，该法是德国唯一得到国家监察局批准的标准措施。德国科研人员还为此研制出几种新型钻机和钻杆，研究了最佳钻头直径。通过对直径95、145、200mm钻头的试验认为，由于在高应力带钻孔时卡钻的趋势随钻头直径增大而趋于严重，以及考虑到减轻重量、便于操作等原因，一般选用95mm直径钻头。在施工卸压孔时，德国在《预防冲击地压规程》中规定：打卸压孔前一定要用钻屑法查明压力带的范围和程度。只允许在低应力区开始施工卸压孔，且要由低应力区向高应力区钻进，并同时记录每米钻孔的钻屑量、高压特征和特殊情况。卸压孔必须使用远距离操纵的钻机进行施工。钻孔的最小直径为95mm，孔间距不得超过10m。钻孔深度对于采掘工作面为煤层厚度(采高)的3倍，对于巷道侧帮为采高的4倍。钻孔要求尽可能打在高压区。卸压孔的布置方式和参数应根据具体情况确定。图5-25所示的卸压孔布置，在平巷超前40m掘进，在掘进工作面扇形布置卸压孔，孔深12～15m，在后方巷道两帮每隔15～20m布置卸压孔，孔深5～6m，如图5-25a所示。在采煤工作面每隔15m打一个12m深的卸压孔，然后随工作面每推进3～4m再打一排卸压孔，并要求这些孔与第一排孔错开5m左右，如图5-25b所示。钻机和运输车一起架在输送机上行走，利用一条链子和自移支架撑紧。打完一个卸压孔后，由运输车下面的绞车将钻机拉到下一个钻孔位置上。另外，利用自移支架把钻架和钻机吊起，以不妨碍回采工作。

前苏联也对钻孔卸压进行了大量研究，试验表明，当钻孔孔径为300mm，孔间距为1.5～2m时，煤层卸压效果好。孔间距3m时，卸压效果降低。并提出单一钻孔周围破裂区半径R按下式确定(式中β按图5-26所示的诺谟图确定)：

图5-25卸压钻孔布置方式

a—顺槽中卸压钻孔的布置方式;

b—采煤工作面卸压钻孔的布置方式

R=βa(5-6)

式中a——钻孔半径;

图5-26确定β的诺谟图

β——破裂范围系数，

k——孔壁的松散系数;

S——钻孔实际钻屑量与正常钻屑量之比。

求出R值后就可以确定合理的孔间距。不过孔径大于250mm时，钻进过程中易发生钻孔冲击等强烈而危险的卸压现象，钻屑量达到1～5t/m，造成钻进操纵困难等。解决办法是对钻机进行遥控，对钻孔注水进行排粉。

图5-27宽巷掘进时卸压钻孔布置图

北京矿务局城子矿在回收孤岛煤柱时也采用钻孔卸压措施。尽管是小直径钻孔(φ42mm钻头)，但效果还是显著的。在回收过程中采用宽巷掘进，在掘进工作面布置三个卸压钻孔，孔深为循环进度的3倍，如图5-27所示。在回采时也严格执行打卸压钻孔措施，例如在回收-250水平八层西巷煤柱时，距西石门7m处，用钻屑法测得危险煤粉量，并有卡钻现象，确定有冲击危险后打卸压钻孔，当钻进到5m深时排粉量迅速增多，颗粒变粗，钻到7m时共排出煤粉量560kg，在排粉过程中微冲击不断，发生7次较大煤炮。最后经过打卸压钻孔处理后，解除了冲击危险。

钻孔卸压作为解危措施是可行的，其优点在于能把钻孔深入到高压带，卸压效果好，灵活可靠，而且压力愈高，卸压效果越好。能在恶劣的煤层条件下应用。此外钻孔排出的煤粉量还可作为评价危险程度和卸压效果的指标。但卸压孔施工耗费工时大，干扰工作面生产。有时出现煤粉量异常增加，卡死钻杆，不能钻进等问题。特别是在高压带钻孔时，有引起冲击地压的危险，尽管采取遥控钻进，但接长钻杆和更换钻头仍需靠近钻孔孔口。我国目前急待解决专用钻机问题，以便进一步开展试验研究。

三、诱发爆破

诱发爆破是在检测到有冲击危险的情况下，利用较多药量进爆破，人为地诱发冲击地压，使冲击地压发生在一定的时间和地点，从而避免更大损害的一种解危措施。

实行诱发爆破必须慎重行事，作为辅助手段，只有在存在严重冲击危险的情况下，其它方法无效或无法实施时应用。一般情况下多用于煤柱回收时，并与钻屑法检测孔配合互用。孔距2～5m，孔深按冲击危险区范围确定。可平行走向或倾斜布置，也可法混合布置。每孔装药量按1/2～1/3孔深计算，一般采用深孔爆破法，打大量较长的钻孔直达高应力带。采用大药量、集中装药和同时引爆的方法，以使煤岩体强烈震动，诱发冲击地压，或造成煤体强烈卸压、释放能量，把高应力带移向煤体深部。集中爆破的药量越多，诱发冲击地压的可能性越大。

实施诱发爆破应按《煤矿安全规程》的有关规定施工。实施前必须采用钻屑法确定冲击危险地点，加固支架，掩护或撤出机械设备及电缆工具等。爆破时所有通往爆破地点的通道必须设专人警戒。躲炮半径不得小于150m，躲炮时间30min以上。

图5-28诱发爆破钻孔布置方式

倾斜布置;b—上下山同时布置;c—走向布置;d—联合布置1—钻孔;2—刀柱上山;3—工作面;4—顺槽

天池矿、门头沟矿等都应用过诱发爆破。天池矿在采掘过程中，特别是回收煤柱时，始终坚持实行以卸压爆破为主，诱发爆破为辅的措施。诱发爆破参数视具体情况而定。一般孔径为50～60mm，孔深6～8m以上，每孔装药量2～3kg以上，孔间距2～3m。炮泥封孔，填满填实，瞬发雷管，同时引爆。门头沟矿1980年开始试验应用诱发爆破，其钻孔布置方式如图5-28所示。在正规工作面为平行煤层走向或倾向布置，孔深为煤柱宽度的3/4。在非正规工作面，如残柱式采煤工作面，视煤柱尺寸进行布置，但孔深均不得超过煤柱宽度的3/4。在长壁刀柱开采法走向尺寸变化的条件下，沿倾斜每个刀柱间布置2～3个炮孔(刀柱间距40～50m)，孔深为工作面长度的4/5(图5-28a)，如工作面过长可上下同时打眼，孔深为工作面长度的1/2左右(图5-28b)。沿走向布置方式是在工作面前方刀柱上山每10～15m打一个钻孔，孔深为刀柱间距的3/4，其优点是炮孔较浅，不影响工作面运输(图5-28c)。在地质条件比较复杂的区段还可以沿走向和倾斜联合布置钻孔(图5-28d)。实际中有时也用浅孔或小直径炮眼进行诱发爆破(或叫落煤诱发爆破)。一般是在采煤或掘进过程中出现严重冲击危险情况下，当时又无条件进行深孔诱发爆破时，进行浅孔落煤诱发爆破。利用普通煤电钻打眼，其孔数和深度比落煤炮眼深而多，多孔同时起爆。例如在门头沟矿辛房8槽开采筛选厂残柱时，采用落煤诱发爆破，同时起爆45个孔，诱发出2.5级冲击地压。

一般深孔诱发爆破使用液压钻机，钻头直径50～53mm，成孔直径53～56mm。采用矿用硝铵炸药(特制大直径)。装药时把导爆索绑在第一个药卷上，用特制炮棍把药卷推入眼底。装药长度为孔深的1/3，最多不超过1/2。放炮时将外露的导爆索绑上一个带雷管的小药卷，然后装入眼内用药纸填上即可。放炮电压127V或380V(专用放炮闸箱)。

必须指出，诱发爆破的效果是有限的，不能保证按时诱发，有时lh后才发生冲击地压。另外，大药量同时引爆，必然造成一定程度的破坏作用，所以要慎重行事，有限度地使用。在实施诱发爆破时，还应该注意，诱发孔孔口位置应尽量布置在应力集中区附近或地质构造变化带边缘，以防打眼时触发冲击地压。在顶板比较破碎或煤层较厚区段，诱发孔应布置在煤层中下部，装药长度不超过孔深的1/3，以避免崩坏顶板和大量片帮。诱发出冲击地压后，应再次施行诱发爆破，把残存应变能全部释放掉，以保证安全生产。施行诱发爆破后还要及时回采，不要停留过长时间(以不超过一个月为好)，避免应变能重新积聚。

国外一些冲击地压矿井采用诱发爆破方法也取得了明显成效。例如前苏联基泽洛夫矿区某矿，有一个斜井保护煤柱，用诱发爆破方法解除了冲击地压威胁。共打4～10m深的钻孔1048个，孔间距3m，共装药2330kg。爆破后7h发生了一次冲击地压，解除了威胁。用钻屑法检查效果证明，煤壁附近一定范围内煤已疏松，失去了弹性承载能力，高支承压力带移向深处。

波兰采用的震动切割爆破法，能同时满足诱发和落煤两个需要。该法的实质是，同时起爆装有相应炸药量(几十到几百公斤)和相应数量炮眼(成组，由几十到几百)，使整个工作面或既定部分的切割深度上的煤全部垮落。爆破的目的除切割煤外，还可在受威胁的工作面无人时诱发冲击地压或卸压。但这种爆破法在厚煤层上行分层开采第一分层时不能用，在松软顶板条件下不能用，而且容易造成顶板“抽条”或冒顶。必须慎重行事。

根据爆破后地音强度的观测结果，可以评价煤层的卸压程度和可能诱发的冲击地压，以及根据岩体中动力现象的逐步减弱或消失情况，确定爆破后必要的等待时间。波兰采矿研